Прогнозная оценка обогатимости угля Ерунаковского месторождения по результатам минералого-технологических исследований»

Автор: Пользователь скрыл имя, 17 Января 2012 в 23:01, курсовая работа

Описание работы

В зависимости от производительности рудника выбираем режим работы 6 дней в неделю, 3 смены в сутки по 6 часов. Производительность цеха дробления:
Q = Qс*k/t, т/час,
где: Qс – заданная суточная производительность фабрики, т/сутки;
t – время работы цеха в сутки, час;
k – поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность подачи сырья (k=1,0 – 1,1)
Q = Qс*k/t = 33546*1,1/18=2050 т/час;
Q = 2050/1,75=1171,4 м3/ч.
Цех измельчения работает непрерывно, т.е. 365 дней в году,24 часа в сутки. Производительность цеха измельчения:
Q = Qобщ*k /365*24=10500000*1,1/8760=1318,5 т/ч;
Q = 1318,5/1,75=753,4 м3/ч.

Работа содержит 1 файл

КУРСОВИК арина.doc

— 1.72 Мб (Скачать)

    - для третей стадии грохочения  при замкнутом цикле размер  отверстий сита грохота принимается  равным размеру куска: а3=d9=16 мм.

    2.7. Эффективность операций  грохочения принимается в соответствии с предполагаемым типом грохотом.

    Во  второй и третей стадиях могут применяться полувибрационные и вибрационные грохота, эффективность грохочения которых принимается:

    Е23=0,8-0,85.

    Принимаем: Е23=0,8.

    2.8. Определение выхода  продуктов после  1-ой и 2-ой стадий  дробления.

    Суммарная характеристика продукта 2 см. рис. 1.

    Q2 = Q1=2050, т/час;

    γ2 = γ1=100 %;

    Q3 = Q1-6422=2050*0,26*0,8=426,4 т/час;

    γ 3 = (Q3/Q1)*100=(426,4/2050)*100=20,8 %;

    Q4 = Q1-Q3=2050-426,4=1623,6 т/час;

    γ4 = 100- γ3=100-20,8=79,2 %;

    Q5 = Q4=1623,6 т/час;

    γ5 = γ4=79,2 %;

    Q6 = Q1=2050, т/час;

    γ6 = γ1=100 %.

    где Q2, Q3, Q4, Q5, Q6–количество продуктов 2, 3, 4, 5 и 6 соотв-но, т/час;

    γ2, γ3, γ4, γ5, γ6 – выход продуктов 2, 3, 4, 5 и 6 соответственно, %;

    β1- содержание класса размером меньше а1 определяется по характеристике крупности исходной руды. 

      
 
 

    2.9. Выбор и расчёт  дробилки крупного  дробления.

    Расчётная объёмная производительность конусной дробилки может быть определена по следующей эмпирической формуле:

    Qкон = Qк* kдр* k δ * kкр* kвл, т/ч,

    Qк =1450*1,75=2537 т/ч,

    Qкон = 2537*0,95*1,4*0,9=3037 т/ч,

    Qкон = 3037/1,75=1735 м3/ч. Подходит (1 шт.)

    Выбор дробилки для первой стадии дробления  осуществляется по её техническим характеристикам.

    Выбираем  конусную дробилку ККД 1500/180.

    Таким образом, при заданных условиях дробления  одна конусная дробилка 1500/180 обеспечивает необходимую производительность. 

    2.10. Выбор и расчёт  оборудования для  второй и третей  стадий грохочения.

    Перед второй и третей стадиями дробления  устанавливаем вибрационные инерционные  грохоты.

    Потребная площадь рассчитывается по удельным нагрузкам с учётом поправочных коэффициентов на условиях грохочения:

    1) Выбор грохота среднего грохочения:

    F = Q/(g*δ*k*l*m*n*o*p),

    где F – рабочая площадь сита, м;

    Q – производительность по исходному, т/час;

    g – уд. производительность на 1м поверхности сита, м3/час;

    δ – насыпной вес материала, т/м3, δ =1,75 т/м3;

    k, l, m, n, o, p – поправочные коэффициенты, [1, стр. 66].

    F = 2050/46*1,75*1,6*1,55*1,35*1*1*1= 7,6 м2;

    2) Выбор грохота мелкого грохочения:

    F = Q*с/(g*δ*k*l*m*n*o*p),

    с – циркулирующая нагрузка,

    с = Qисх* β+64 гр=2050*0,74*0,8=1213т/ч, т.е. 159,2%;

    F = 2050*1,592/46*1,75*1,6*1,55*1,35*1*1*1=12,1 м2.

    Таблица 2.

    Характеристики  грохотов.

Грохот F, м2. Производительность, т/ч. Размер отверстий  сит Количество  грохотов.
1)ГИТ-61А 8 700-1200 60 2
2)ГИТ-71 12,5 1200 50-120 2
 

    Принимаем во второй стадии дробления 2 грохота ГИТ-61А, в третьей стадии дробления 2 грохота ГИТ-71. 

    2.11. Выбор конусной  дробилки для второй  стадии дробления.

    Для среднего дробления руд средней  крепости применяют КСД.

    Объёмная производительность конусных дробилок среднего дробления:

    Q0=Qгеом*Kf*Ккр=40*D2*tgE*(e*cos500+b0)*Kf*Kкр

    где К и Кf – коэффициенты, учитывающие  влияние, соответственно, крупности  питания дробилки и прочностных  характеристик горных пород;

    Qгеом – производительность дробилки, определяемая её конструктивными параметрами;

    D – диаметр основания дробящего куска, м;

    Е – угол между осью конуса и осью дробилки;

    е – эксцентриситет;

    b0 – размер разгрузочного отверстия при смыкании, мм.

    К расчётам принимаем КСД 2200Гр, КСД 2500Т и КСД 2500ГрБ.

    Определяем  номинальную крупность питания:

    1=256/350=0,73 В

    2=256/335=0,76 В

    3=256/450= 0,57 В

    Размер  разгрузочного отверстия дробилки: b0=35мм.

    Поправочные коэффициенты, [1, стр. 62]:

    Kf=1,0; tgE=0,035; e*cos500=20,8; Ккр=1,0; для Q3 - Ккр=1,05;

    Q1=40*2,22*0,035*(20,8+35)*1*1=378,1 м3/час,

    Q2= 40*2,52*0,035*(20,8+35)*1*1=488,25 м3/час,

    Q3=40*2,52*0,035*(20,8+35)*1*1,05=512,7 м3/час.

    Таблица 3.

    Сравнительная характеристика конусных дробилок среднего дробления.

КСД В, мм dmax, мм b, мм Коэф. загрузки Q, м3/час Кол-во
2200Гр 350 300 30 0,73 580 2
2500Т 335 270 35 0,76 480 2
2500ГрБ 450 360 45 0,57 810 2
 

    Во  второй стадии дробления принимаем  КСД 2500Т в количестве 2 шт. 

    2.12. Определение выхода  продуктов 9 и 10 определяется по количеству просеиваемого материала с учётом эффективности третей стадии грохочения.

    Суммарная характеристика продукта 6 см. рис.2.

    Q7=Q6=Q1=2050 т/ч;                                     β-166=16 %,

    γ7 =100 %;                                                      β-1610=74 %,

    Q8 = Qнаг= Qисх* β+16грох=2050*0,74*0,8=1213 т/ч;

    γ = (Q8 *100%)/Qисх=(1213*100)/2050-59,2 %;

    Q9=Q8=1213 т/ч;

    γ = γ=59,2 %;

    Q10= Q6+ Q9=2050+1213=3263 т/ч;

    γ10  = γ6+ γ =100+59,2=159,2 %. 
 

      
 

    2.13. Выбор конусной дробилки для мелкого дробления.

    Расчёт  аналогичен расчёту КСД.

    b=15 мм, В=96 мм.

    Принимаем КМД-2200Гр и КМД-3000Т2.

    Определяем  номинальную крупность питания:

    1=64/140=0,46 В

    2=64/95=0,67 В

    Поправочные коэффициенты, [1, стр. 62]:

    Q1=40*2,22*0,038*(12,1+16)*1*1=60 м3/час,

    Q2=40*32*0,035*(20,8+16)*1*1=243 м3/час.

    Таблица 4.

    Сравнительная характеристика дробилок мелкого дробления.

КМД В, мм dmax, мм b, мм Коэф. загрузки Q, м3/час Кол-во
2200Гр 140 110 10-20 90 220 8
3000Т2 95 75 6-20 90 440 4
 

    Для удобства расположения оборудования и  сокращения пространственных и финансовых затрат в отделении дробления  выбираем  КМД 3000Т2 в количестве 4 шт. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

    2.14. Оборудование для  дробления.

    Таблица 5.

    Требования  которым должны удовлетворять  дробилки.

Показатели Стадии  дробления
Первая Вторая Третья
Крупность наибольших кусков в питании, мм 1000 256 64
Ширина  разгрузочной щели, мм 183 35 16
Требуемая производительность, м3/час 880 880 1585
Требуемая производительность, т/час 1540 1540 2767
Количество дробилок 1 2 4
 

    Таблица 6.

    Технологические характеристики выбранных  дробилок.

Стадия  дробления Тип и размер дробилок Размер загрузочного отверстия, мм Размер разгрузочной щели, мм Производительность, м3/час
Первая ККД 1500/180 1500 300 1450
Вторая КСД 2500Т 335 35 480*2=960
Третья КМД 3000Т2 95 16 440*4=1760

Информация о работе Прогнозная оценка обогатимости угля Ерунаковского месторождения по результатам минералого-технологических исследований»